资源描述:
2 0 1 9 年第4 期有色金属 选矿部分 d o i 1 0 .3 9 6 9 /j .i s s n l 6 7 1 9 4 9 2 .2 0 1 9 .0 4 .0 0 3 四川某稀土尾矿综合回收利用的选矿试验研究 严伟平1 ’2 ,曾小波h2 ,杨耀辉1 ’2 1 .中国地质科学院矿产综合利用研究所,成都6 1 0 0 4 1 ; 2 .中国地质调查局金属矿产资源综合利用技术研究中心,成都6 1 0 0 4 1 摘要四川1 某稀土尾矿中含萤石2 7 .5 8 %,重晶石4 5 .2 5 %,氟碳铈矿I .2 5 %,由于长期堆存,其综合回收利用难度大。 试验通过磨矿一萤石浮选一萤石精矿磁选分离稀土一萤石尾矿重选回收重晶石的选矿流程,可综合回收利用萤石、重晶石及 稀土矿物。试验结果表明,以Y S - 18 为萤石捕收剂,E M 3 2 6 为重晶石抑制剂,通过一次粗选、一次扫选、六次精选的浮选流 程,可获得萤石精矿品位大于9 5 %的指标,对浮选萤石精矿进一步强磁分离稀土矿物,可获得萤石精矿C a F 2 品位9 7 .6 3 %、回 收率7 3 .5 7 %、稀土精矿R E O 品位3 8 .5 7 %、回收率4 5 .2 7 %的指标;萤石浮选尾矿通过分级一重选流程可获得重晶石精矿 B a S O { 品位9 0 .3 5 %,B a S 0 4 回收率7 5 .4 8 %的指标。 关键词尾矿;综合利用;抑制剂;浮选;磁选;联合流程 中图分类号T D 9 2 6 .4 2文献标志码A文章编号1 6 7 19 4 9 2 2 0 19 0 4 0 0 0 9 0 7 S t u d yo nB e n e f i c i a t i o nT e s to fC o m p r e h e n s i v eR e c o v e r ya n dU t i l i z a t i o n o faR a r eE a r t hT a i l i n g si nS i c h u a nP r o v i n c e Y A Nw e i p i n gl 一。Z E N GX i a o b ol ~.Y A N GY n o h u i l2 j .I n s t i t u t eo fM u l t i p u r p o s eU t i l i z a t i o no fM i n e r a lR e s o u r c e s ,C h i n e s eA c a d e m yo fG e o l o g i c a l S c i e n c e s ,C h e n g d u6 10 0 4 1 ,C h i n a ;2 .M e t a lM i n e r a lR e s o u r c eU t i l i z a t i o nT e c h n o l o g yC e n t e r , C h i n e s eG e o l o g i c a lS u r v e y ,C h e n g d u6 10 0 4 1 ,C h i n a A b s t r a c t Ar a r ee a r t ht a i l i n g si nS i c h u a nc o n t a i n s2 7 .5 8 %f l u o r i t e ,4 5 .2 5 %b a r i t ea n d1 .2 5 %c e r i u m f l u o r i d e .D u et ol o n g t e r ms t o c k p i l i n g ,i ti sd i f f i c u l tt or e c o v e ra n du t i l i z e .T h r o u g ht h eb e n e f i c i a t i o n p r o c e s so fg r i n d i n g - - f l u o r i t ef l o t a t i o n - - m a g n e t i cs e p a r a t i o no fr a r ee a r t hf r o mf l u o r i t ec o n c e n t r a t e - - g r a v i t y s e p a r a t i o nf o rb a r i t er e c o v e r yf r o mf l u o r i t et a i l i n g s ,f l u o r i t e ,b a r i t ea n d r a r ee a r t hm i n e r a l sc a nb e c o m p r e h e n s i v er e c o v e r e da n du t i l i z e d .T h er e s u l t ss h o wt h a tt h eg r a d eo ff l u o r i t ec o n c e n t r a t ei Sm o r et h a n 9 5 %t h r o u g ht h ef l o t a t i o np r o c e s so fo n er o u g h i n g ,o n es w e e p i n ga n ds i xr e f i n i n gw h e nY S 一1 8 i su s e da s f l u o r i t ec o l l e c t o r ,E M 3 2 6i su s e da sb a r i t ed e p r e s s a n t .F o rf u r t h e rm a g n e t i cs e p a r a t i o no fr a r ee a r t h m i n e r a l sf r o mf l o t a t i o nf l u o r i t ec o n c e n t r a t e ,t h eg r a d eo ff l u o r i t ec o n c e n t r a t eC a F 2i s9 7 .6 3 %,t h er e c o v e r y r a t ei s7 3 .5 7 %,t h eR E O g r a d eo fr a r ee a r t hc o n c e n t r a t ei s3 8 .5 7 %,a n dt h er e c o v e r yr a t ei s4 5 .2 7 %.T h e g r a d eo fb a r i t ec o n c e n t r a t eB a S 0 4i S9 0 .3 5 %a n dt h er e c o v e r yo fB a S 0 4i S7 5 .4 8 %. K e yw o r d s t a i l i n g s ;c o m p r e h e n s i v eu t i l i z a t i o n ;i n h i b i t o r ;f l o t a t i o n ;m a g n e t i cs e p a r a t i o n ;c o m b i n e dp r o c e s s 我国大部分矿产资源的开发利用现状可归纳 为1 资源匮乏,很多资源对外进口依赖度高,国内 精矿产能严重不足;2 禀赋条件差,部分资源未得到 合理开发利用,长期大量堆存在尾矿库中。另外由 于部分矿山企业长期以来粗放式的经营,往往导致 资源的利用率低,有用资源浪费在尾矿中,给生态环 境带来不可逆转的危害n ] 。随着生态文明建设要求 的日益提高,尾矿的综合利用受到国家和社会的高 度重视,近年来虽取得了一系列的进展,但目前我国 尾矿的利用率仍不足2 0 %,尾矿综合利用前景巨大。 四川I 稀土储量丰富,仅次于内蒙古居全国第二,矿石 中除含氟碳铈矿外还共伴生大量宝贵的萤石、铅、锶 矿、钡矿等资源,四川稀土在全国乃至全世界均具有 举足轻重的地位。截至目前为止,攀西地区堆存的 稀土尾矿和排土场废石总量约在1 亿t 左右,尾矿中 伴生有大量的萤石、重晶石、稀土资源,针对这部分 基金项目四川I 省科技计划项目 2 0 16 3 Y 0 1 2 7 收稿日期2 0 1 9 - 0 3 1 4修回日期2 0 1 9 - 0 3 2 7 作者简介严伟平 1 9 8 4 ~ ,男,江西宜春人,硕士,工程师,主要从事有色金属及稀有、稀贵金属的选矿研究工作。 通信作者曾小波 1 9 8 0 ~ ,男,重庆永川人,高级工程师,主要从事矿物加工研究工作。3 6 5 8 8 4 47 3 q q .C O r n 万方数据 1 0 有色金属 选矿部分2 0 1 9 年第4 期 尾矿资源,急需开发出一套适合该地区稀土尾矿综 合回收利用的技术。四川某稀土矿尾矿中有用矿物 主要有萤石、氟碳铈矿及重晶石等矿物,尾矿含 C a F 22 8 .6 4 %、R E O1 .0 8 00 、B a S O 。4 5 .2 7 %,通过浮 选一磁选一重选联合流程可获得如下指标萤石精 矿含C a F 。品位9 7 .6 3 %,C a F 。回收率7 3 .5 7 %;稀 土精矿含R E O 品位3 8 .5 7 %,R E O 回收率 4 5 .2 7 %;重晶石精矿含B a S O 。品位9 0 .3 5 %,B a S O ; 回收率7 5 .4 8 %。 1 矿石性质 尾矿中主要矿物有石英、重晶石、萤石、斜长石、 氟碳铈矿、金红石、云母、方解石、电气石、绿泥石、以 碳铈矿呈自形一半自形一它形粒状或柱状晶出现。 其矿物分布的粒径区间主要在0 .5 ~0 .0 1m m 。氟 碳铈矿因风化作用导致粒度变细、嵌布关系趋于复 杂。氟碳铈矿在矿石中呈独立的粒状分布,亦与萤 石、方解石、重晶石、天青石等包裹或相连生镶嵌。 萤石矿物为无色,紫色透明的晶体。常与天青石、重 晶石和方解石等矿物紧密接触或内包含有微细粒状 的氟碳铈矿颗粒;也常充填在重晶石、天青石、方解 石等矿物粒间,或与方解石、氧化铁交织在一起。重 晶石呈板状、板柱状、粒状、放射状颗粒集合体,粒径 一般在0 .0 5 ~2m m ,大多在0 .0 1 ~0 .2m m 之间, 新鲜面呈姜黄色、淡兰色。硬度低、性脆。尾矿化学 多元素分析见表1 ,其矿物种类及含量见表2 ,尾矿 及褐铁矿等,矿物量占总矿物的9 9 %以上。其中,氟的筛分分析见表3 。 表1尾矿化学成分分析结果 T a b l elC h e m i c a lc o m p o n e n ta n a l y s i so ft h et a i l i n g s /% 表3尾矿筛分分析结果 T a b l e3S c r e e na n a l y s i sr e s u l t so ft h et a i l i n g s /% 粒级/m m产率 品位分布率 R E OC a F 2B a S O {R E OC a F zB a S 0 1 0 .3 08 .151 .6 72 5 .1 4 4 4 .2 81 2 .6 97 .8 18 .2 0 0 .3 0 0 .1 51 8 .5 41 .4 82 8 .5 74 6 .2 7 2 5 .5 82 0 .2 0 1 9 .5 0 0 .15 0 .0 7 52 3 .8 40 .8 23 0 .5 2 4 6 .2 51 8 .2 2 2 7 .7 4 2 5 .0 6 0 .0 7 5 0 .0 3 82 4 .5 40 .5 12 4 .5 7 4 2 .7 31 1 .6 7 2 2 .9 9 2 3 .8 4 0 .0 3 82 4 .9 31 .3 72 2 .3 7 4 1 .2 83 1 .8 4 2 1 .2 6 2 3 .3 9 合计 1 0 0 .0 01 .0 72 6 .2 34 3 .9 91 0 0 .0 0 1 0 0 .o o l 0 0 .0 0 表3 结果表明,尾矿中 0 .1 5m m 粒级R E O 、 C a F 。、B a S O 。的品位相对高于一0 .0 7 5m m 粒级,在 一0 .0 7 5 0 .0 3 8m m 粒级中,R E O 品位相对较低, 该粒级属于易回收部分,选厂现有流程回收较好。 2选矿原则工艺流程 根据矿石性质,尾矿中可利用矿物主要有萤石, 重晶石,氟碳铈矿,其中,选厂前面流程主要以回收 稀土为目的,存留在尾矿中的稀土矿物均较难回收。 针对该尾矿,在定流程时以回收萤石为主,综合回收 重晶石和稀土矿物为原则。 稀土尾矿中萤石粒度较细,常与重晶石、方解 石、氟碳铈矿连生镶嵌,因此,综合回收萤石的关键 是选择捕收能力强、选择性好的捕收剂及高效抑制 剂[ 2 。4 ] 。本文确定采用先混合浮选稀土矿物和萤石 矿物一磁选分离稀土萤石一尾矿重选回收重晶石的 选矿工艺。 3 浮选试验研究 3 .1 萤石浮选粗选条件试验 探索试验表明,磨矿采用“预先分级磨矿”的 方式可以有效地减少尾矿中有用矿物过粉碎现象出 现,确定粗选条件试验流程如图1 所示。 浮选稀土尾矿药剂用量单位趴 o .1 0 搅剩 下扁 预先 筛分 L j 4 I 酸化水玻璃 E M 3 2 6 3 5 Y S - 1 。 粗I 选 、浮选时间单位r a i n 粗精矿尾矿 图1 粗选条件试验流程 F i g .1 F l o w s h e e to ft h ec o n d i t i o nt e s t sf o rr o u g h i n g 万方数据 2 0 1 9 年第4 期严伟平等四川某稀土尾矿综合回收利用的选矿试验研究 1 1 3 .1 .1 磨矿细度 试验主要考察不同磨矿细度下萤石矿物的浮选 回收效果。固定粗选条件为重晶石抑制剂E M 3 2 6 用量20 0 0g /t ;酸化水玻璃用量5 0 0g /t ;羧酸类捕 收剂Y S 一18 用量4 0 0g /t 。变化磨矿细度分别为 一0 .0 7 5m m 占5 0 .5 3 % 未磨矿 、6 0 %、6 5 %、7 0 %、 7 5 %、8 0 %、8 5 %。试验流程如图1 所示,试验结果 如图2 所示。 一0 .0 7 5m m 含量,% 图2 不同磨矿细度试验结果 F i g .2 T h er e s u l t so fd i f f e r e n tg r i n d i n gf i n e n e s st e s t 由试验结果可知,随着磨矿细度变细,浮选获得粗精矿 中C a F 2 的含量越来越低,但回收率却越来越高。综合 考虑,确定试验的磨矿细度为一O .0 7 5I T I I T I 占7 5 %。 3 .1 .2 抑制剂种类及用量 尾矿中主要矿物组成有萤石、重晶石、石英、方 解石等矿物,酸化水玻璃可有效的抑制石英、方解石 矿物,但是对重晶石的抑制效果不佳口‘7 ] 。试验主要 考察了酸化水玻璃组合丹宁、硫酸钠、糊精、E M 3 2 6 对重晶石矿物的抑制效果,添加用量分别为酸化水 玻璃5 0 0g /t ,其他组合抑制剂用量为1 5 0 0g /t ;试验 结果见图3 所示。 不同抑制剂组合 图3 不同抑制剂组合试验结果 F i g .3 T h er e s u l t so fd i f f e r e n ti n h i b i t o r c o m b i n a t i o n st e s t 由试验结果可知,其中酸化水玻璃 硫酸钠、酸 化水玻璃 E M 3 2 6 组合抑制剂获得的粗精矿萤石 回收率较高,酸化水玻璃 糊精、酸化水玻璃 E M 3 2 6 组合抑制剂获得的萤石粗精矿品位较高。 综合考虑,选择酸化水玻璃 E M 3 2 6 为脉石矿物的 抑制剂。 调整剂E M 3 2 6 为中国地质科学院矿产综合利 用研究所自主研发的重晶石高效抑制剂,该抑制剂 具有选择性好、不含铬等重金属离子、水溶性好等特 性。固定粗选条件为采用预先分级一磨矿方式,细 度一0 .0 7 5m m 占7 5 %,酸化水玻璃用量5 0 0g /t ;羧 酸类捕收剂Y S 一18 用量4 0 0g /t 。变化E M 3 2 6 用量 为10 0 0 、1 5 0 0 、20 0 0 、25 0 0 、30 0 0g /t 。试验流程如 图1 所示,试验结果如图4 所示。 由试验结果可知,添加E M 3 2 6 可大大提高粗精 矿中萤石的品位,且随着其用量的增加,粗精矿中萤 石的品位越来越高,回收率呈下降趋势。当用量大 于20 0 0g /t 时,萤石回收率将急剧下降,部分可浮 性差的萤石将被抑制。最终确定E M 3 2 6 用量 为20 0 0g /t 。 E M 3 2 6 用量/ g 。t - t 图4E M 3 2 6 不同用量试验结果 F i g .4 T h er e s u l t so fd i f f e r e n td o s a g eo fE M 3 2 6t e s t 3 .1 .3 捕收剂用量 捕收剂选择羧酸类捕收剂E s ] ,Y S 一18 具有捕收 能力强,用量少的特性。试验主要考察粗选捕收剂 用量。固定其他条件为磨矿细度一0 .0 7 5m m 占 7 5 %,酸化水玻璃 E M 3 2 6 用量为5 0 0 20 0 0g /t , 变化Y S 一18 用量分别是2 0 0 、3 0 0 、4 0 0 、5 0 0 、6 0 0g /t 。 试验结果见图5 。 由图5 可知,随着捕收剂用量的增加,粗精矿中 C a F 。品位越来越低,C a F 。回收率却越来越高。综合 考虑,捕收剂Y S 一18 用量选择4 0 0g /t 为宜。 3 .2 萤石浮选开路试验 在确定粗选条件试验的基础上,适当调节萤石精 万方数据 1 2 有色金属 选矿部分2 0 1 9 年第4 期 选药剂用量,进行一次粗选,六次精选的开路试验。 试验流程如图6 所示,试验结果见表4 所示。萤石浮 选开路试验可获得萤石精矿产率1 8 .4 8 %,萤石精矿 含C a F 。品位9 6 .2 3 %,回收率6 2 .7 5 %的指标。 3 .3 萤石精矿分离稀土矿物选矿试验 浮选萤石精矿含C a F 。品位9 6 .2 3 %,R E O 品位 为2 %左右。为进一步提高萤石精矿的品位,考虑用 强磁选方法分离产品中的稀土矿物凹] ,如此,即获得 了高品位萤石精矿 非磁性产品 ,又可分离出稀土 矿物获得稀土粗精矿 磁性产品 。试验主要考察不 同磁场强度下萤石与稀土矿物的分离效果,试验采 用一次强磁选,磁场强度分别为4 0 0 ,5 6 0 ,7 2 0 ,8 8 0 , 10 4 0k A /m ;试验结果见图7 所示。 图5捕收剂Y S l8 不同用置试验结果 F i g .5 T h er e s u l t so fd i f f e r e n td o s a g eo f c o l l e c t o rY S 一1 “t e s t 原矿 萤石精矿中矿1 图6开路试验条件及流程 F i g .6O p e n c i r c u i tt e s tc o n d i t i o n sa n dp r o c e d u r e s 万方数据 2 0 1 9 年第4 期严伟平等四川某稀土尾矿综合回收利用的选矿试验研究 1 3 表4萤石浮选开路试验结果 T a b l e4 O p e n c i r c u i tt e s tr e s u l t so f f l u o r i t ef l o t a t i o n /% 产品名称产率C a F z 品位C a F 2 回收率 萤石精矿 中矿1 中矿2 中矿3 中矿4 中矿5 中矿6 中矿7 尾矿 原矿 1 8 .4 8 1 .5 7 2 .6 8 2 .9 2 6 .1 5 1 1 .7 3 1 8 .5 1 4 .4 9 3 3 .4 7 1 0 0 .O O 图7不同磁场强度下磁性产品R E O 品位及回收率值 F i g .7 R E Og r a d ea n dr e c o v e r yv a l u eo fm a g n e t i c p r o d u c t su n d e rd i f f e r e n tm a g n e t i cf i e l di n t e n s i t y 由图7 可知,强磁选可有效的分离出萤石精矿 中的稀土矿物,且随着磁场强度的变大,获得的稀土 粗精矿中含R E O 品位越来越低,而R E O 作业回收 率却越来越高。综合考虑确定萤石精矿分选稀土 矿物的磁场强度为5 6 0k A /m 。 表5 T a b l e5 3 .4 萤石浮选尾矿重晶石回收试验 由开路试验可知,萤石扫选尾矿及精选I 尾矿 中含萤石品位均较低,这两部分可合并成为萤石尾 矿。尾矿中重晶石基本被选择性抑制,本文着重研 究重选方法回收重晶石的可行性。选择分级一重选 流程回收尾矿中重晶石,流程如图8 所示,试验结果 见表5 所示。 由试验结果可知,萤石尾矿通过分级一重选流 程可获得重晶石精矿产率4 5 .5 5 %,品位9 0 .6 9 %, 作业回收率7 4 .0 6 %的良好指标。 3 .5 全流程试验 在前面条件试验的基础上,进行如图9 所示的 全流程试验,试验结果见表6 所示。 尾矿含C a F 22 8 .6 4 %、R E O1 .0 8 %、B a S O 。 4 5 .2 7 %,闭路试验可获得如下指标萤石精矿含 C a F 品位9 7 .6 3 %,C a F 。回收率7 3 .5 7 %;稀土精矿 含R E O 品位3 8 .5 7 %,R E O 回收率4 5 .2 7 %;重晶 石精矿含B a S O 。品位9 0 .3 5 %,B a S O 。回收 率7 5 .4 8 %。 萤石尾矿 精矿1 图8 尾矿1 精矿2 萤石尾矿分级一重选回收重晶石 试验流程及条件 F i g .8 T e s tf l o wa n dc o n d i t i o n sf o rr e c o v e r yo f b a r i t ef r o mf l u o r i t et a i l i n g sb y c l a s s i f i c a t i o n - - g r a v i t ys e p a r a t i o n 萤石尾矿分级一重选试验结果 T e s tr e s u l t so fc l a s s i f i c a t i o n g r a v i t ys e p a r a t i o no ff l u o r i t et a i l i n g s /% 万方数据 1 4 有色金属 选矿部分2 0 1 9 年第4 期 原矿 预先筛分 L J ⋯⋯ 4 酸化水玻璃5 0 0 E M 3 2 6 2 0 0 0 3 ≥ Y S l 。3 5 0 萤石粗选 一 4 4 ‘慧徽黧2 0 0 3 ; Y S l 1 5 0 E M 3 2 65 0 0 3 7 3 ji 二S - r 1 0 0 萤石扫选 精 .4 3 , 4 | 酸化水玻璃1 5 0 E M 3 2 63 0 0 精l 选Ⅱ 一 酸化水玻璃 E M 3 2 62 0 0 A // 4 精选Ⅲ ,、 4 y 4 j 酸化水玻璃1 0 0 、 一 E M 3 2 61 0 0 精选Ⅳ 、 3 4 酸化水玻璃5 0 E M 3 2 6 1 0 0 ⋯, 筛分分级 精选V o 0 7 5 m m - O .U , m m 、 3 徭床摇床 4 j 酸化水玻璃5 0 摇床 摇床 E M 3 2 6 1 0 0 一 L . 精选Ⅵ ,L 2 .5 I 、_ _ 强磁l 选 舌旦j摇计‘昆矿 J 鬟嫉6 0 彳 稀土精矿萤石精矿 图9全流程试验流程图 产品名称产率 c a F 2篆。R E 0c a F 2 詈筹R E 0 萤石精矿 稀土精矿 重晶石精矿 尾矿 原矿 2 1 .5 8 1 .2 7 3 7 .8 2 3 9 .3 3 1 0 0 .0 0 9 7 .6 3 4 9 .0 4 1 .3 4 1 7 .4 3 2 8 .6 4 O .5 8 O .2 6 9 0 .3 5 2 7 .9 0 4 5 .2 7 1 .3 1 3 8 .5 7 0 .1 7 0 .7 8 1 .0 8 7 3 .5 7 2 .4 8 0 0 .0 1 8 2 3 .9 3 1 0 0 .0 0 0 .2 8 0 .0 0 7 3 7 5 .4 8 2 4 .2 4 1 0 0 .0 0 2 6 .1 8 4 5 .2 7 0 .0 6 0 2 8 .4 9 1 0 0 .0 0 万方数据 2 0 1 9 年第4 期严伟平等四川某稀土尾矿综合回收利用的选矿试验研究 1 5 4结论 该尾矿矿石组成相对简单,主要矿物有萤石、重 晶石、石英;次要矿物有方解石、氟碳铈矿等,试验确 定采用磨矿一浮选一浮选精矿再磁选分离稀土一浮 选尾矿重选回收重晶石的选矿工艺。浮选采用酸化 水玻璃 E M 3 2 6 组合抑制剂有效抑制重晶石, Y S - 1 。高效捕收萤石及稀土矿物;重选通过分级一 重选;全流程试验可获得的指标如下萤石精矿含 C a F 品位9 7 .6 3 %,C a F 。回收率7 3 .5 7 %;稀土精矿 含R E O 品位3 8 .5 7 %,R E O 回收率4 5 .2 7 %;重晶 石精矿含B a S O 。品位9 0 .3 5 %,B a S O 。回收率 7 5 .4 8 %。实现该尾矿的高效综合利用。 参考文献 [ 1 ] 张光伟,崔学奇.我国稀土尾矿资源的综合回收利用现状 及展望[ J ] .矿业研究与开发,2 0 1 2 ,3 2 6 1 1 6 1 1 9 . 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[ 9 ] 邓善芝,邓杰,熊文良,等.某稀土尾矿综合利用技术研究 [ J ] .稀土,2 0 1 8 4 1 5 1 8 . 上接第8 页 2 稀土尾矿的粒度比较细,在细粒级中萤石单 体颗粒要明显多于铁矿物和稀土矿物。稀土尾矿中 萤石单体解离度为7 6 .5 0 %左右,萤石与赤铁矿、氟 碳铈矿等呈毗邻、侵染状共生,此外还有少量与磁铁 矿呈细脉状共生。经过磨矿后一2 5 肛m 的矿物含量 达7 0 .2 8 %,在此磨矿细度下,萤石解离达到 9 2 .8 3 %,解离性较好。 3 白云鄂博的萤石资源属于混合型共伴生萤石 资源,其选别难度非常大。其中和萤石可浮性比较 相近的矿物种类较多,尤其是在用脂肪酸类捕收剂 浮选萤石的条件下,如霓辉石,稀土矿物、赤铁矿、重 晶石等。故在浮选萤石时需要重点考虑抑制可浮性 和萤石比价相近的铁矿物、硅酸盐矿物、碳酸盐矿 物、重晶石和稀土矿物等。 4 在稀土尾矿中铌矿物的品位 N b O 。 达到了 0 .2 0 %。经过萤石浮选后可以进行铌的回收利用, 从而达到综合利用白云鄂博稀土尾矿的目的。 参考文献 [ 1 ] 房朝军,冯其明,欧乐明。等.某钨尾矿综合回收低品位 萤石浮选试验研究[ J ] .有色金属科学与工程,2 0 1 4 2 7 2 7 6 . [ 2 ] 邓海波,任海洋,许霞,等.石英型萤石矿的浮选工艺和 低温捕收剂应用研究[ J ] .非金属矿,2 0 1 2 ,3 5 5 2 5 2 7 . [ 3 ] 董风芝,任京成,刘心中,等.萤石的浮选及其重晶石分 离研究[ J ] .非金属矿,2 0 0 1 ,2 4 3 3 6 3 7 . [ 4 ] 王文利,白志民.中国萤石资源及产业发展现状[ J ] .金属 矿山,2 0 1 4 ,4 3 3 1 9 . [ 5 ] 钱淑慧,李宏静,高俊德.白云鄂博氧化矿尾矿中萤石资 源回收试验[ J ] .现代矿业,2 0 1 4 9 ;4 7 5 1 . [ 6 ] 王成行,胡真,邱显扬,等.强磁选预富集氟碳铈型稀土 矿的可行性[ J ] .稀土,2 0 1 6 3 5 6 6 2 . 万方数据
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